4#煤層蹬空區掘進巷道圍巖控制技術研究與應用

李東陽

（山西嵐縣昌恒煤焦有限公司，山西 嵐縣 033500）

1 工程概況

昌恒煤礦主采4#和9#煤層，9#煤層上距4#煤層底58.60～78.56 m，平均為67.70 m。礦井二采區位于礦井南部（F1 斷層以南），采區東部、南部和西部以本礦井田邊界為界，北部以F1 斷層保護煤柱線為界。4202 工作面位于9204 工作面上方，9204 工作面于2010 年11 月已回采完畢。4202 工作面計劃先施工兩條探煤巷，待2 條探煤巷、開切眼貫通形成4202 工作面后，1#探煤巷作為4202 工作面風巷使用，2#探煤巷作為4202 工作面機巷使用。根據4#煤層掘進巷道是否經過9#煤采空區上方，將其分為實體煤段部分和蹬空區段部分。其中1#探煤巷蹬空區段部分長度為920 m，2#探煤巷蹬空區段部分長度為610 m。具體探煤巷蹬空區域位置如圖1。為保障探煤巷蹬空段圍巖的穩定，需進行蹬空區圍巖控制技術研究。

圖1 4202 工作面探煤巷蹬空區位置示意圖

2 巷道賦存特征及支護原則

為掌握4202 工作面圍巖的賦存情況，分別采用數值模擬和現場觀測的方式進行圍巖特征分析，具體分析過程如下：

（1）數值模擬。根據礦井地質條件，以二采區4#煤層和9#煤層工作面工程地質條件為研究背景，采用3DEC 數值模擬軟件對9#煤層開采后的“三帶”分布對4#煤層的影響進行分析，研究9#煤層開采后的覆巖載荷分布規律。數值模擬模型如圖2。

圖2 三維數值模型

數值模擬方案如下：（a）沿9#煤層工作面推進方向開挖100 m，開挖高度5 m，模擬計算5000 步。（b）模擬過程中在9#煤層工作面推進方向距邊界150 m 處布置測點，監測巷道在受采動影響過程中的應力場以及位移場變化情況。具體模擬結果如圖3。

圖3 垂直位移及垂直應力云圖

分析圖3 可知，9#煤層開采后，上覆巖層發生下沉，最大下沉量為10 m，位于模型中部位置。4#煤層位置下沉量約為8 m，且處于9#煤層開采后的裂隙帶中上部。9#煤層開采后，上覆巖層的應力分布發生變化，最大應力為30.72 MPa，位于模型中部位置。4#煤層位置處受到約5 MPa 的應力影響，受采動影響較大。

通過上述分析，發現4#煤層位置受到采動影響有一定破壞，但整體完整性相對較好，而受9#煤層開采的影響，各巖層具有不同程度的破壞，4#煤層應力狀態得到改善，尤其水平應力得到顯著減小，巖層仍然保持層狀結構，具有一定的承載能力[1-3]。

（2）現場觀測。為掌握4#煤層頂板巖層特征，現采用鉆孔窺視儀進行煤層頂板巖層的窺視分析，在工作面蹬空段進行鉆孔窺視，選取BK3 號、BK4號和BK5 號鉆孔觀測窺視結果進行具體分析。

分析圖4 可知，9#煤層的開采使4#煤層處于裂隙帶中上部，4#煤層及圍巖遭到一定程度破壞，裂隙交錯發育，但煤巖層狀結構依然存在，錨網索支護能滿足支護要求，但在掘進中存在以下幾個難點：① 4#煤受9#煤層開采破壞影響，位于9#煤層采動裂隙發育帶內，掘進巷道圍巖的穩定性相對較差，尤其頂板較為顯著，需形成穩定的圍巖組合結構。② 4#煤層1#探煤巷及2#探煤巷穿越9#煤采空區上方及留設區段煤柱，造成巷道走向具有一定的變化起伏，尤其在經過區段煤柱上方較為明顯，落差式走向可能對巷道支護帶來困難。③ 巷道掘進必然引起煤層二次擾動，底板可能出現不同程度的底鼓，為巷道變形控制的難點。綜合上述數值模擬和鉆孔窺視可知，9#煤開采對4#煤層造成一定程度的破壞，4#煤層處于9#煤層開采的覆巖裂隙帶中上部，對巷道掘進具有一定困難，但通過錨網支護基本可實現對圍巖變形控制[4-6]。同時，采動巖層破壞使得應力得到較好釋放，尤其水平應力對其影響大大降低，巷道支護的關鍵應該是加強頂板支護。

圖4 鉆孔窺視結果圖

3 蹬空區支護方案及效果

3.1 支護方案

4202 工作面2 條掘進巷道（1#探煤巷、2#探煤巷）均為梯形斷面，頂板傾角均在10°左右（逆時針）。其中，1#探煤巷（4202 工作面風巷）的荒寬為4200 mm、右幫荒高為3400 mm，其右幫布置一半圓形塑料水溝。2#探煤巷（4202 工作面機巷）的荒寬為5000 mm、右幫荒高為3700 mm，其左幫布置一半圓形塑料水溝。

根據巷道圍巖賦存情況的分析結果，提出巷道支護思路為：重點提高頂板支護強度，使頂板巖層形成穩定結構，加強肩部等應力集中區域支護參數，適當提高幫部支護強度，具體支護參數如下：

（1）頂板支護

① 錨桿規格參數。錨桿采用螺紋鋼錨桿，規格為Φ20 mm×2200 mm。1#探煤巷和2#探煤巷錨桿間排距分別為800 mm×900 mm 和800 mm×900 mm?？拷鼉蓭徒翘庡^桿向外側傾斜15°，其余錨桿垂直頂板布置。

② 錨索規格參數。錨索采用1×7 股鋼絞線，規格為Φ21.8 mm×7300 mm。

其中1#探煤巷錨索采用“一梁兩索”與“一梁三索”交錯布置的布索方式，間排距為1600 mm×1800 mm。鉆孔深度7000 mm。施工期間錨索滯后不超過2 排。2#探煤巷錨索采用“一梁三索”與“一梁四索”交錯布置的布索方式。“一梁三索”的錨索間距為1600 mm，“一梁四索”的錨索間距為中部1600 mm、兩側1200 mm，排距為1800 mm。鉆孔深度7000 mm。施工期間錨索滯后不超過2 排。錨索全部垂直頂板布置。

③ 鋼帶規格參數。鋼帶采用型號為WX280/3.0的W 型鋼帶。1#探煤巷錨桿鋼帶長4100 mm，錨索鋼帶長分別為3800 mm（三索）及2200 mm（兩索）。2#探煤巷錨桿鋼帶長4900 mm，錨索鋼帶長分別為4600 mm（四索）及3800 mm（三索）。

巷道表面采用金屬網護表。

（2）兩幫支護

1#及2#探煤巷兩幫支護主要參數中的錨桿規格、錨桿角度、錨固參數、錨桿托盤規格以及金屬網規格，均與頂板支護時一樣。其與頂板支護的差別主要體現在錨桿布置及W 鋼帶的長度選取上。

錨桿布置：間排距900 mm×900 mm，左幫和右幫每排分別布置3 根和4 根錨桿，錨桿間采用鋼帶連接；W 型鋼帶：左幫鋼帶長度為2100 mm，右幫鋼帶長度為3000 m。

具體1#探煤巷和2#探煤巷的支護斷面如圖5。

圖5 1#和2#探煤巷蹬空段支護斷面圖（m）

3.2 效果分析

為有效驗證1#探煤巷和2#探煤巷在采用蹬空支護方案后圍巖控制效果，巷道掘進期間采用十字布點法進行圍巖變形監測分析。根據監測結果得出1#探煤巷和2#探煤巷的圍巖變形情況基本相似，現以1#探煤巷蹬空段的圍巖變形情況進行具體分析，圍巖變形曲線如圖6。

圖6 巷道掘進期間圍巖變形曲線圖

分析圖6 可知，巷道圍巖掘出40 d 后圍巖基本達到穩定狀態，最終頂底板最大移近量為51 mm，兩幫最大移近量為84 mm，圍巖處于穩定狀態。

4 結論

根據4202 工作面1#探煤巷和2#探煤的賦存情況，通過數值模擬和理論分析相結合的方式進行巷道蹬空段圍巖賦存情況的分析，確定巷道支護重點為加強頂板支護。針對巷道特征，具體設計1#探煤巷和2#探煤巷的錨網索支護參數。根據巷道掘進期間的圍巖變形觀測結果可知，蹬空段在現有支護方案下圍巖處于穩定狀態。